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甘肃某极低品位氧化铅锌银矿,铅品位0.96%、铅氧化率37.50%,锌品位0.76%、锌氧化率32.88%,银品位207.66g/t,银主要以银锑黝铜矿的形式存在并与方铅矿共生。根据该矿的性质,优先浮选产出铅精矿,混合浮选产出铅锌精矿,并将银富集到铅精矿和铅锌精矿中。采用新型捕收剂GH,通过闭路选铅,获得了铅品位55.71%、铅回收率20.73%,银品位7 476.81g/t、银回收率14.39%的铅精矿;在闭路混选中,获得了铅品位17.61%、铅回收率37.47%,锌品位23.64%、锌回收率65.67%,银品位5 593.42g/t、银回收率59.49%的铅锌精矿。富集伴生银矿物的同时,实现了对低品位矿物的高效回收。 相似文献
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甘肃某尾矿含铅、锌、硫,铅、锌氧化率高,生产流程采用混合—优先浮选流程回收硫化铅、锌、硫,但只能生产出低品位锌精矿外销。针对生产流程中存在的问题进行了工艺改造,采用重—浮联合混选,混选精矿磨矿脱泥后精选,混合精矿分离铅、锌、硫的工艺,用硫化—黄药法回收氧化铅锌、硫化铅锌。获得了铅品位40%、回收率43%的铅精矿;锌品位45%、回收率62.5%的锌精矿;硫品位35.3%、回收率60%的硫精矿。 相似文献
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从1980年的全国生产数字可以看出,玛苏阿(Masua)矿在意大利铅锌工业中占有重要地位。该矿1980年锌金属产量按精矿计为48,298吨,而铅金属产量按精矿计则为17,242吨。1980年玛苏阿矿开采出来的700,000吨硫化矿和氧化矿的混合矿中含有 相似文献
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以西藏铜铅锌混合矿为研究对象,采用化学多元素分析、物相分析及光学显微镜分析等手段对该矿石的化学组成、物相组成、矿物嵌布粒度特征等进行了详细研究。结果表明,该矿石矿物成分复杂,主要有价回收元素为铜、铅、锌,品位分别为0.67%、1.27%、0.99%;铜主要以硫化铜的形式存在,氧化铜分布率占30.30%;铅和锌主要以碳酸盐的形式存在;脉石矿物主要有方解石、石英、透闪石、石榴石等。矿物之间包裹嵌布复杂,紧密共生,矿石中铜铅、铜锌可浮性相近,是导致目的矿物浮选指标差的重要原因。基于工艺矿物学研究,建议采用"铜铅锌混合浮选—浮选尾矿强磁选—混合精矿浮选分离"的工艺流程来提高有用金属的品位和回收率。 相似文献
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为解决甘肃某多金属硫化矿矿石性质变化后精矿产品互含高、硫精矿和尾矿中金属损失等问题,对原生产工艺在脱硫作业和铜与铅锌分离作业进行了调整剂T11和TC的应用研究,最终确定在脱硫粗选时添加T11作为调整剂,铜与铅锌分离作业经硫化钠脱药后,采用硫化钠、亚硫酸和TC作为铅、锌组合抑制剂。经闭路流程试验获得了铜精矿铜品位22.78%,含(铅+锌)14.30%,铜回收率80.60%;铅锌精矿(铅+锌)品位39.23%,(铅+锌)回收率175.16%。与现场药剂制度相比,铜回收率及铅+锌回收率基本相当,铜精矿和铅锌混合精矿产率均减小,铜精矿铜品位提高1.01%,(铅+锌)含量降低2.04%;铅锌精矿(铅+锌)品位提高2.16%。 相似文献
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铅锌混合矿浮-重工艺研究 总被引:1,自引:0,他引:1
黄廷选 《有色金属(选矿部分)》1994,(3)
云南马关多金属铅锌混合矿,氧化率为25%~40%。采用硫化铅、硫化锌、氧化铅依次优先浮选,尾矿再重选氧化锌的工艺流程;混合用药制度,即少量的硫化纳入磨,碳酸钠和硫酸锌混合抑制锌,黄药和丁基铵黑药混合浮选铅,丁基、乙基黄药混合浮选锌,成功地分离了铅锌,获得较好的指标。 相似文献
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黄廷选 《有色金属(选矿部分)》1994,(3):10-12
云南马关多金属铅锌混合矿,氧化率为25%~40%。采用硫化铅、硫化锌、氧化铅依次优先浮选,尾矿再重选氧化锌的工艺流程;混合用药制度,即少量的硫化钠入磨,碳酸钠和硫酸锌混合抑制锌,黄药和丁基铵黑药混合浮选铅,丁基、乙基黄药混合浮选锌,成功地分离了铅锌,获得较好的指标。 相似文献
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某高氧化率铅锌矿的选矿试验研究 总被引:1,自引:0,他引:1
某氧化铅锌多金属矿含铅1.09%,含锌8.39%,铅锌氧化率分别为96.34%、98.15%。为综合回收各有用矿物,采用"铅锌混合浮选-铅锌分离重选"流程进行了详细的选矿工艺研究,最终试验获得了铅品位10.71%、锌品位37.91%的铅锌混合精矿,锌品位22.51%的锌精矿。铅总回收率为91.27%,锌总回收率为93.77%。 相似文献
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王桂茗 《有色金属(选矿部分)》1987,(2)
<正> 在厂坝铅锌矿Ⅰ号矿体铅锌氧化矿试验中,为满足冶炼对铅锌混合精矿的要求,采用铅循环分支浮选工艺,取得了较好的效果。厂坝铅锌矿Ⅰ号矿体氧化矿石的铅锌矿物主要是菱锌矿、白铅矿,其次为闪锌矿、方铅矿;脉石矿物多为碳酸盐类;与金属矿物共生的主要以石英为主。原矿含铅1.06%,氧化率59.81%;含锌4.46%,氧化率90.97%。根据以往多次试验研究结果,这次试验采用先选铅后选锌的浮选工艺。即使用硫化钠、丁基黄药、松醇油浮选铅,使用硫化钠、混合胺、松醇油浮选锌。为强化药剂作用将硫化钠与混合胺先制备 相似文献
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某低品位铜铅锌多金属硫化矿的原矿品位分别为Cu 0.47%、Pb 1.236%和Zn 0.891%。矿石中铜铅锌有用矿物的嵌布粒度较细且共生关系较复杂。试验着重探讨了磨矿细度、浮选捕收剂和调整剂的优化,在解决矿物有效解离的前提下,提高铜铅锌浮选分离的选择性。当原矿磨矿细度为-0.074mm占80%时,采用乙硫氮作捕收剂,石灰、硫酸锌和亚硫酸钠作调整剂,粗选获得的铜铅混合粗精矿再磨至-0.043mm占81.31%后,经两次精选获得铜铅混合精矿。铜铅混合精矿采用活性炭脱药,亚硫酸钠和CMC组合抑铅,Z200浮选铜,实现了铜铅分离。铜铅混合浮选尾矿,采用硫酸铜活化,丁基黄药作捕收剂,浮选获得锌精矿。最终浮选指标为:铜精矿的铜品位27.26%,铜回收率80.62%;铅精矿的铅品位59.35%,铅回收率85.20%;锌精矿的锌品位41.14%,锌回收率为82.74%。为该低品位铜铅锌多金属硫化矿资源的开发利用提供了可行的技术方案。 相似文献
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李清洁 《有色金属(选矿部分)》1983,(3)
<正> 我矿矿床系一层控碳酸型铅锌矿床。目前,选矿厂采用优先选铅的浮选流程,生产铅精矿、锌精矿和混合精矿三种产品。自投产以来,浮选药剂单耗较高,1981年全厂铅锌浮选总药剂单耗为1309(克/吨),其中锌浮选硫酸铜用量为915(克/吨),占总药剂单耗69.90%。全年硫酸铜费用占总药剂费用的62.39%。硫酸铜过量易引起黄药的损失,造成选矿药剂成本的增高,同时加重了污染。1981年锌精矿的硫酸铜费用为15.03(元/吨)。因此,减少总药剂单耗, 相似文献
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新疆某铅锌矿的选矿工艺研究 总被引:2,自引:0,他引:2
张发军 《有色金属(选矿部分)》2012,(4):8-10
为了得到合格的铅锌精矿产品,本次试验通过先选铅、铅尾矿选锌的铅锌优先浮选流程,得到铅品位60.01%、回收率90.35%的铅精矿和锌品位49.15%、回收率87.08%的锌精矿。针对该矿石采用铅锌优先浮选流程比采用铅锌混合浮选流程更容易得到合格的精矿产品。 相似文献
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摘S要SS为解决甘肃某多金属硫化矿矿石性质变化后精矿产品互含高、硫精矿和尾矿中金属损失等问题,进行了脱硫作业和铜与铅锌分离作业辅助抑制剂T11和TC的试验研究,闭路试验获得了铜精矿铜品位22.78%,含铅+锌14.30%,铜回收率80.60%;铅锌精矿铅+锌品位39.23%,铅+锌回收率175.16%。与现场药剂制度相比,铜回收率及铅+锌回收率基本相当,铜精矿和铅锌混合精矿产率均减小,铜精矿铜品位提高1.01%,铅+锌含量降低2.04%;铅锌精矿铅+锌品位提高2.16%。 相似文献
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某铜铅锌次生硫化矿含大量重晶石,有用矿物嵌布关系复杂、粒度细,铅氧化率28.32%。矿石中的方铅矿和闪锌矿因夹杂细小铜矿物而自活化,抑制分离浮选困难,常规选矿方法和药剂难以分离出单一铜、铅、锌精矿。试验建议采用粗磨铜铅锌等浮流程,可获得铅+锌品位大于50%的含铜铅锌混合精矿,各金属回收率也较高。混合精矿再用专利冶金方法处理。 相似文献
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某铅锌多金属矿选矿工艺研究 总被引:6,自引:5,他引:1
对含铅4.5%、锌15%~18%、铅氧化率小于8%、锌氧化率小于5%的铅锌矿,在工艺矿物学研究基础上,经过多方案对比及大量试验研究,采用铅硫混选—混选精矿再磨后铅硫分离—混选尾矿选锌—选锌尾矿丢弃的原则流程,获得了铅精矿品位58.74%、铅回收率87.34%,锌精矿品位56.99%、锌回收率91.83%的选矿指标,并较好地回收了其它有价金属。提供的工艺流程已作为扩建2000t/d规模选矿厂的设计依据。 相似文献